青海某金锑矿浮金试验研究

青海某金锑矿主要可回收利用元素为Au和Sb,金品位为3.50g/t、锑品位1.95%,有用金属矿物主要为辉锑矿和黄铁矿,金的嵌布粒度极细,主要包裹在黄铁矿中。对该矿进行浮选研究,结果表明:原矿磨至-0.074 mm占80.32%时,经一次金粗选,两次金扫选,金粗精矿再磨至-0.037 mm占95.45%时,经三次金精选的浮选闭路试验流程,可获得产率为4.01%,金品位为74.46g/t,锑品位为4.19%,金回收率为85.31%,锑回收率为8.62%的金精矿,产率为95.99%,锑品位为1.86%,金品位为0.54g/t,锑回收率为91.38%,金回收率为14.69%的浮金尾矿,较好地实现了从金锑矿中优先浮选金,浮金尾矿作为选锑原料进一步浮选锑的目的。     

甘肃某金矿选矿试验研究

甘肃某金矿以自然金、黄铁矿、黝铜矿、黄铜矿为主。为利用该矿石,进行了浮选试验研究。结果表明,原矿经磨矿一次粗选、二次精选、二次扫选,可获得金品位71.02 g/t、金回收率90.20%的金精矿,实现了该金矿的回收。     

广西某黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿选矿试验研究

广西某金矿为黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿,可回收金主要为黄铁矿、脉石包裹金。金矿物绝大部分为次显微金、胶体金及晶格金,呈均匀分布,极难单体解离,因此金矿物较难富集。试验研究结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺获得金粗精矿金品位为5.82g/t,金回收率为88.85%,较单一浮选工艺粗选金回收率提高5.19%;闭路试验结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺可获得金品位为12.53g/t、金回收率为88.48%的金精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。     

某难选低品位金矿的选矿试验研究

对某难选低品位金矿进行的研究结果表明,载金黄铁矿的嵌布粒度微细和易浮脉石矿泥是影响金精矿金品位和回收率的两个重要因素,在强化载金黄铁矿捕收的同时,选择合适的调整剂可以显著提高金的选矿指标。原矿金品位为1.69 g/t时,实验室闭路试验可获得金回收率69.85%、金品位20.47 g/t的金精矿。     

某金精矿生物预氧化-氰化尾渣浮选试验

某含砷金精矿生物预氧化-氰化尾渣粒度较细,金品位2.82 g/t,黄铁矿是主要载金矿物,但可浮性较差。为回收利用其中的金,通过强化黄铁矿的浮选活性进行浮选试验。结果表明,在磨矿细度-0.038 mm 80%的条件下,以水玻璃为矿浆分散剂和脉石抑制剂、硫酸为p H调整剂、硫酸铜为活化剂、Y-89+YP-35为组合捕收剂,1粗2精3扫闭路试验可获得金品位16.75 g/t、回收率73.52%的金精矿,实现了该氰化尾渣中金的回收。     

某金矿资源高效回收试验研究

某矿石中金的载体矿物为黄铁矿,针对该矿石,采用浮选工艺对其进行了回收金的试验研究。以Na2CO3作为矿浆pH值调整剂、以Y-89+戊基黄药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选三次扫选的浮选工艺流程,闭路试验可获得金品位41.13g/t、金回收率85.45%的金精矿。工艺流程简单,回收指标较好,可作为高效回收金矿物的推荐工艺。     

组合捕收剂对某金矿的选矿试验研究(增刊)

某金矿原矿金品位为1.94g/t,金元素主要赋存于自然金中,金属矿物以黄铁矿为主,脉石矿物主要为长石、石英等。现场原有工艺生产精矿金品位为45.20g/t,金回收率为87.31%。使用组合捕收剂异戊基黄药+BK903G对其进行试验研究,在55%-0.074mm的磨矿细度条件下,通过一粗、两精、两扫的选别流程,获得精矿金品位为82.86g/t,金回收率为93.19%。此外,使用尼尔森选矿机,进行重-浮联合流程试验探索,同样获得较好指标。     

组合捕收剂对某金矿的选矿试验研究

某金矿原矿金品位为1.94g/t,金元素主要赋存于自然金中,金属矿物以黄铁矿为主,脉石矿物主要为长石、石英等。现场原有工艺生产精矿金品位为45.20g/t,金回收率为87.31%。使用组合捕收剂异戊基黄药+BK903G对其进行试验研究,在55%-0.074mm的磨矿细度条件下,通过一粗、两精、两扫的选别流程,获得精矿金品位为82.86g/t,金回收率为93.19%。此外,使用尼尔森选矿机进行重-浮联合流程试验探索,同样获得较好指标。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

甘肃两当某高硫金矿石选矿试验研究

甘肃两当地区某高硫金矿石,金品位0.93 g/t,硫含量较高。76.71%的金以包裹金、裂隙金的形式嵌布在黄铁矿中,嵌布粒度细,单体解离困难。为充分回收利用矿石中的金,进行了浮选试验研究。试验结果表明,以Na2S和Na2SO3分段抑制硫,Cu SO4为活化剂,丁基黄药+丁基铵黑药为组合捕收剂,原矿经2粗2扫—粗精矿再磨—4次精选闭路试验选别,最终可获得金品位20.74 g/t、含硫39.33%,金回收率70.90%的金精矿,尾矿金含量仅0.29 g/t,实现了金的富集,降低了硫对金精矿质量的影响。选矿试验结果为该金矿石选别流程的最终确定提供技术依据。     

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。      

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

旋流-静态微泡浮选柱分选某金矿泥的半工业试验

介绍了山东某金矿的原矿性质及洗矿矿泥中金的分布特点,对金在微细粒级明显富集的矿泥,应用旋流-静态微泡浮选柱组成的1粗1精闭路浮选半工业试验系统进行了矿泥分选研究,并在最佳工艺技术参数条件下进行了系统的稳定性研究,对平均金品位为2.21 g/t的矿泥,获得了平均金品位为98.98 g/t、回收率为88.15%的金精矿。试验指标明显优于用浮选机组成的分选系统的指标,表明旋流-静态微泡浮选柱对细粒及微细粒物料的分选具有显著的优越性。     

老挝某难选金选矿试验研究

老挝某金矿中金品位为4.12g/t，金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中，属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金，开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化，确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”，扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验，获得了金品位为32.16g/t，回收率为57.06%的金精矿1；及金品位为31.48g/t，回收率为24.37%的金精矿2；得到了总回收率为81.43%的金精矿，且尾矿中金品位仅为0.85g/t，金的损失较小，取得了较为满意的生产指标。     

甘肃某金矿石选矿试验研究#br#

甘肃某硫化物金矿石金品位为3.34 g/t，主要载金矿物为黄铁矿、毒砂、方铅矿等金属硫化矿物。为确定该矿石的合理开发利用工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿粒度为-200目70%的条件下，采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理，获得了金品位为47.44 g/t、回收率为91.87%的金精矿，选别效果较理想。     

云南某复杂难处理金矿工艺指标优化试验研究

为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。